阳泉煤业集团三矿设计说明书-毕设论文.doc

太原理工大学阳泉学院毕业设计说明书毕业生姓名： 吴瑞瑞专业：煤矿开采技术学号：100421313指导教师：范鹏宏所属系（部）：采矿工程系二一三年五月 阳泉学院毕业设计评阅书题目：阳泉煤业集团三矿设计说明书 采矿工程 系煤矿开采技术 专业 姓名 吴瑞瑞 设计时间：2013 年 03月 15 日-2013 年 05 月 13 日 评阅意见：成绩： 指导教师：（签字）职务：20 年月日阳泉学院毕业设计答辩记录卡 采矿工程 系 煤矿开采技术 专业 姓名吴瑞瑞 答 辩 内 容问 题 摘 要评 议 情 况 记录员： （签名）成 绩 评 定指导教师评定成绩答辩组评定成绩综合成绩注：评定成绩为100分制，指导教师为30%，答辩组为70%。 专业答辩组组长：（签名） 20 年月iv摘要二矿属于资源枯竭型矿井，充分利用现有生产系统、生产设施开采矿井边角煤、呆滞煤是提高矿井生产能力，增加矿井服务年限，延缓衰竭的有效途径。为此，我们将本采区列入矿井开采计划并着手方案设计。设计中我们对矿井的各个系统又有了一次比较全面的认识和了解，同时在老师的辅导和帮助下又解决了一些接近实际的问题。使我们在掌握专业知识的同时也提高了自己以后再现实工作中岗位上的能力 。Abstract This design through the field survey and geological features in detail Shanxi Huasheng Coal Co. Ltd., after series of scheme comparison, selected for the mine development, mining methods and the production system. According to the geological report, Ida Uchi is simple in structure, geological structure is simple Ida type. Ida as a whole in the North West of the syncline back a series of strike, dip angle of 5 12 in general, there is a gap between the fault of 7m throughout the Ida development, did not find the collapse column. Belongs to the low gas mine, a coal dust explosion hazard; Honi Da has four main mineable coal seams, according to the buried depth from shallow to deep are the No. 2 coal seam, coal, 10 No. 3 and No. 11 coal seam, the average thickness are respectively 1.75m, 1.54M, 0.80M, 2.56M, coal seam dip angle of 5 12 . Through technical and economic comparison, coal production capacity of 900000 t/a, the service life is 42 years, inclined shaft development scheme of the second level to choose the first mining area, the mining method using long wall mining method, comprehensive mechanized coal mining are caving of roof management. Phase separation of auxiliary transportation system and transportation system. The two level of the mine ventilation of mine with the central march-past, main, auxiliary slope into the wind, air vertical shaft wind. In the design process, as far as possible the use of advanced technology and equipment, mine all realize mechanization, the use of advanced technology and reference has realized high yield and high efficiency of modern mine experience, realize one mine high yield and efficiency of mine so as to achieve good economic and social benefits.In a word, through comparison of development plan, the design of the mining method and other aspects of technique and economy and so can meet the request of the mine production目 录摘 要第一章 采区地质特征12第一节 采区范围12第二节 采区地质情况12第三节 采区储量和生产能力12第三章 采区巷道布置及装备15第一节 采煤方法的选择15第二节 矿压观测情况15第三节盘区巷道布置15第四节 回采工艺与劳动组织16第五节 采区准备20第四章 采区运输、防治水与供电22第一节 采区准备22第二节 采区防排水和洒水22第三节 采区供电28第五章 采区通风与安全29第一节 采区通风系统29第二节 风量配备30第三节 通风构筑物32第四节 安全措施32第六章 采区巷道规格及支护方式36第一节 概述 36第二节 采区巷道规格及支护方式36第七章 采区设备选型及计算38第一节 采煤机的选型及验算38第二节 运输机的选型及验算39第三节 顺槽设备的选型39第四节 支架的计算与选型41第八章 采区主要技术经济指标42参考文献44致谢45太原理工大学阳泉学院-毕业设计说明书第一章 采区地质特征第一节 采区范围 煤层15#煤厚6.91m，平均倾角3。由于煤层较厚，采用综采放顶煤采煤法。该矿井田位于沁水煤田的北部，即东部以经线96500为界，西部以经线86500为界，南起纬线104785、北止纬线111500；东邻阳泉煤业（集团）有限责任公司四矿，南邻阳泉煤业（集团）有限责任公司三矿；西邻七里河井田（规划井田）；北邻荫营煤矿及程庄井田（规划井田）。本采区范围为：北部与扩二区相邻；西部与南部为三矿和新景矿矿界：东部为扩一区。埋藏深度为371624m，平均深度为490m。第二节 采区地质情况15#煤，主要特征表如下所示： 采区煤层特征表煤层名称煤 层 厚 度最小最大平均(m)至上煤层距最小最大平均(m)夹石层数稳定性煤的容重(t/m3)顶底板岩性可采性顶板底板15#3.368.0332.167.2714稳定1.435泥岩砂质泥岩6.4547.23全部可采15#煤煤质分析：属低灰、中硫、低磷、高发热量、高挥发。煤层稳定，一般610，对回采无影响。倾角奥陶系灰岩岩溶裂隙含水层，埋于井田深部，据精查钻孔揭露，岩溶裂隙发育，漏水严重属强含水层，但水位较低，标高为+572.49m，各煤层底板均高于奥灰水水位，奥灰水对煤层的开采无影响。经合该开采情况，井下涌水量50 m3/h 200m3，水文地质条件属于简单类型。第三节 采区储量和生产能力按照煤炭工业矿井设计规范中规定，参考关于煤矿设计规范中若干条文修改的说明，确定本矿井工作制度为：按年工作日330d计算，“二九一六”工作制作业，二班生产一班检修。每日二班出煤，矿井每昼夜净提升时间为16h。本采区储量计算资料：储量计算采用地质块段法，煤厚采用块段内各见煤点煤厚的平均值，容重选用1.41 t/ m3，15#煤平均厚度为6.91m。 井田境界边界煤柱可按下列公式计算：Z=LbM 式中：Z边界煤柱损失量，Mt；L边界煤柱长度，m；b边界煤柱宽度，井田境界煤柱在本井田一侧按50m留设；M煤层厚度，6.91m；煤的容重，1.4t/m3。Z=LbM=（58747252566152317472424777772719292653345000）/cos3506.911.410-6=14.48 Mt断层煤柱落差小于10m的断层，两侧各留20m煤柱；落差1020m的断层，两侧各留25m煤柱；落差大于20m的断层，两侧各留30m煤柱。经计算断层煤柱为1.11Mt。则：工业广场的煤柱量为：Z=SM 式中：Z工业广场煤柱量，Mt；S工业广场压煤面积，1.38km2；M煤层厚度，6.91m；煤的容重，1.4t/m3。则：Z=1.386.911.4=13.35 Mt矿井可采储量是矿井设计的可以采出的储量，可按下式计算：Zk=（ZgP）C （公式 3-1）式中：Zk矿井可采储量，Mt；P保护工业场地、井筒、井田境界、大断层等留设的永久保护煤柱损失量，Mt；C采区采出率，厚煤层不小于0.75；中厚煤层不小于0.8；薄煤层不小于0.85；15号煤层为厚煤层，取C=0.75。则Zk=16243.35万t矿井可采储量16243.35万t，设计生产能力为300万t/a，储量备用系数按1.4考虑，矿井服务年限为：A=矿井设计可采储量（设计生产能力矿井储量备用系数）16243.35（3001.4）76.9a 第三章 采区巷道布置及装备第一节 采煤方法的选择一、采煤方法选择阳煤三矿采区初期开采15号煤层，15号煤层倾角平缓，一般为610，地质构造简单，煤层赋存稳定，平均厚度为6.91m，顶、底板均为砂质泥岩，为半坚硬岩石，适合于机械化开采。根据采区开拓部署和煤层的赋存情况，该分区达产时在15号煤同时布置两个回采工作面，为此，设计确定15号煤层回采工作面采煤方法为倾斜长壁采煤法，顶板管理方法采用全部垮落法。第二节 矿压观测情况1.通过此项观察，主要了解本采煤工作面顶底板运动规律及顶板对支架产生的压力特征，由此可确定顶底板初次来压和周期来压强度，掌握综方面的矿压显现规律。根据矿压观测结果本面的周期来压步距为9到14m。为了掌握本工作面的矿压显现规律，在本工作面共布置了三个区域五条观察先，其中工作面头部一条，中部一条，尾部一条，每天观察并观测数据及时通报本矿技术部，以便根据观测数据及时采取相应措施。2.观测内容。支架受力：主要是前，后立柱受力测定，但同时也要对工作面支架支护情况，顶板状况 ，煤壁情况均详细检查留有记录。3.工作面支护质量监测。工作面均匀布置五组（每组三块）YN-60型煤矿用液压支架测力仪，对液压支架的初撑力，工作阻力进行监测，确保工作面支护质量，准确及时低于报工作面顶板来压，保证安全生产。第三节 采区巷道布置本采区工作面巷道采用“上双巷、下双巷”布置，其中上单巷为工作面进风巷、轨道顺槽，下双巷为工作面运输巷、辅运巷联合布置，间距170m。工作面进风巷，担负工作进风，轨道顺槽担负辅助材料运输；工作面运输巷靠近回采工作面，铺设可伸缩带式输送机，担负工作面煤炭运输任务；工作面辅运巷除担负本工作面材料运输和进风外，还担负下一工作面的材料运输和回风。工作面巷道均沿煤层顶板布置。风流线路：主副井运输大巷、轨道大巷区段运输巷回采工作面区段回风巷回风大巷风井。运煤系统：回采工作面的煤进风斜巷主胶带运输大巷井底煤仓集中胶带运输大巷主斜井地面掘进煤所掘巷道主胶带运输大巷井底煤仓集中胶带运输大巷主斜井地面运料系统为：副井 轨道大巷 区段回风巷 回采工作面；运矸系统为：掘进工作面 区段运输巷 轨道大巷 副井。采区的开采采用后退式开采，通风方式U+L型通风布置方式。这种通风方式有风流系统简单，漏风小的优点。方案比较：（一）、方案叙述： 考虑到该采区走向较长，储量丰富，地质构造复杂，陷落柱发育较多，为使采区的生产准备灵活多变，并兼顾采区的通风、瓦斯问题处理，以及防止煤层自燃发火，且该区为综五队350万吨的衔接采区，因而在采区的巷道布置上必须具备生产系统灵活可靠，对开采设备适应，在技术上可行，经济上合理的条件，为此我们在采区的巷道布置上考虑了两种方案。 方案一、采区巷道沿采区倾向布置，工作面采用走向开采，准备巷垂直于大巷布置，分别布置采区东副巷、轨道巷、皮带巷、西副巷，该方案的优缺点如下： 优点：1、工作面走向较长，适应高产高效的要求； 2、采区准备巷位置合理，系统灵活可靠； 3、有利于采区和工作面的衔接，有利于采空区侧巷道的施工和维护； 4、与方案二相比，工作面拆除、安装搬家次数较少。 缺点：采区岩巷较多，工作面布置受陷落柱的影响较大，采区采出煤量少。 方案二、采区巷道沿采区走向方向布置，工作面开采方式为倾斜长壁式。该方案的优缺点如下：优点：1、采区下料系统利用了三采区的系统，节省大量岩巷，采区采出煤量较多； 2、工作面布置受陷落柱、大巷保护煤柱的影响较小。 缺点：1、工作面推进长度较小，不利于工作面的高产高效；2、不利于采区和工作面的衔接，不利于采空区侧巷道的施工和维护； 3、采区运输距离较长； 4、与方案一相比，工作面拆除、安装搬家次数较多。（二）、两方案工程量比较（见表3-1-1）：项 目方案一方案二 比 较准备巷岩巷（米）39840+358准备巷煤巷（米）518668461660准备巷总进尺（米）558468861302采区巷道总进尺（米）8902687421+1605万吨掘进率（米/万吨）25.2525.640.39（三）、方案确定： 通过比较，以上两种方案，各有利弊，但总体上讲，虽然方案一岩巷进尺较多，但考虑到方案一具有巷道布置简单，工作面走向较长，能够满足高产高效的要求，有利于采区和工作面的衔接，有利于采空区侧巷道的施工和维护，经矿有关领导研究后，我们确定方案一为该采区的布置方案。第四节 回采工艺与劳动组织采用MGTY400-930/3.3D型采煤机割下支架顶梁以下煤炭,顶梁以上煤炭通过支架放顶煤口进入后部刮板输送机运出。工作面安装前后刮板输送机，型号为SGZ880/1050型。工作面每割一刀煤放一次顶煤。实行“一采一放，追机放顶煤”的作业方式。工艺顺序：采煤机从机头（尾）自开缺口斜切进刀调上、下滚筒位置返向割三角煤调上、下滚筒位置向机头（尾）全长割煤移支架支护移前刮板输送机放顶煤移后刮板输送机。1）进刀方式：采煤机自开缺口斜切进刀。采煤机进刀示意图见图6-1。图6-1采煤机进刀示意图F：E：D：C：B：A：常情况下，采煤机后滚筒割煤后，滞后3-5架开始移架，顶板破碎时，采取提前过架的方式维护顶板，如仍不能接帮，可伸出前探梁维护顶板，支架要顶死煤帮。（一）落煤1、做壁龛：若机组割不透机头、机尾时，需人工做壁龛。2、采煤机自开缺口，割煤同时完成装煤。（二）采煤机的工作方式采煤机采用割三角煤,端头斜切进刀方式。采煤机自开缺口,双向割煤，往返一次割两刀。（三）移架1、操作方式：采用本架操作，顺序移架。2、移架遵循及时支护原则，采煤机上滚筒割过13架后，开始伸伸缩梁。 3、采煤机下滚筒割过35架后开始移架，边移架，边收回伸缩梁。4、移架后的端面距不大于0.34m，支架要成直线，顶梁要平，必须严密接顶并达到初撑力，操作完毕，将各种手把打回零位。5、工作面顶板不好时，可采用带压拉架的方式，工作面顶板严重破碎时，必须割一架，停机伸伸缩梁或拉架管理好顶板，然后开机割另一架。（四）移溜：包括推前部溜和拉后部溜，利用前后推移千斤来完成。（五）放顶煤：3#118#架采用顺序多轮放煤工艺，机头2架机尾2架不放煤。1、初次放煤：工作面初采走完切割巷时，开始放煤。2、正常放煤：采煤机割一刀煤，放一茬顶煤，正常情况下，放第一轮顶煤滞后机组下滚筒810架，滞后机组下滚筒30架必须将煤全部放净，当机组割出至机头（尾）调刀时，拉过第一次机头（尾）后，必须先停机将该处的煤全部放净，方可开机割三角煤，将第二次机头（尾）拉过。3、末采放煤：工作面采帮距停采线15m时开始铺金属网，当金属网遮盖后尾梁时，停止放煤。矿井日产量Q为Q=Qr（1+20） 20掘进出煤系数；Q=9620t即该工作面长度能够满足矿井达到设计生产能力的要求。工作面推进长度和推进方向确定（1） 工作面推进长度本矿井工作制度为二九一六制，两班采煤、放煤，一班准备，循环进度0.8m,日进度4.8m,即推进速度4,8m/d。（2） 工作面的推进方向 本采区工作面推进方向为走向长臂采煤法，安全可靠。劳动组织和循环作业表工 种一班二班三班检修班合计班 长22239采煤机司机22239刮板机司机22228转载机司机11125胶带机司机22228支 架 工444416放 煤 工3339泵 站 工11114电 工11125浮煤清理工3339巷道修理工333312放 尘 工11114料 工222511油脂管理员22修 理 工11材 料 工11114技 术 工11114质量验收员11114其 他22228合 计32323236132第五节 采区准备本矿井为高瓦斯矿井，巷道断面除满足运输设备布置及行人要求外，还应满足巷道风流中瓦斯浓度要求，并按风速校核。根据运输、通风、行人及管线布置要求，轨道运输大巷净断面16.3 m2，皮带运输大巷、回风大巷净断面为14.3m2。巷道支护以光爆锚喷为主，局部围岩条件较差时，可采用锚网喷及锚索。由于矿井达产工作面为一个综采工作面，工作面推进速度快，且工作面顺槽巷道为双巷掘进，掘进工程量大，设计配备二个煤巷综掘工作面。 掘进通风的基本要求： （1）掘进巷道严格采用矿井全风压通风或局部通风机通风，不得采用扩散通风。 （2）局部通风机和启动装置必须安装在进风巷中，距回风不得小于10m。初步确定采区内各类巷道的断面形状、规格及支护方式（以备通风和运输验算）阐明掘进月进度、计算采区准备时间，计算采区的掘进出煤率、万吨煤掘进率和采掘比，合理安排工作面的接替，确定采区内掘进工作的数目及位置。第四章 采区运输、防治水与供电第一节 采区运输 一、 采区运输系统运煤路线回采工作面的煤进风斜巷主胶带运输大巷井底煤仓集中胶带运输大巷主斜井地面运料系统掘进煤所掘巷道主胶带运输大巷井底煤仓集中胶带运输大巷主斜井地面物料运输系统：裕公东井地面车场裕公井材料斜井暗斜井竖井井底车场电车大巷运输采区车场采区轨道巷采掘工作面回风巷工作地点。（2）设备选型根据采煤机生产能力，回采工作面选用SGZC764400型可弯曲刮板输送机，其主要技术特征如下：出厂长度：150m小时运量：800t/h刮板链速：1.1m/s电机型号：YBKYS100/2008/4电机功率：2002kW可伸缩带式输送机选型输送机的能力要大于转载机的输送能力，一般应为1.2倍;传动装置优先采用双电机，双滚筒驱动，输送能力大时采用两台等容量电机。根据以上的原则及其他配套的情况，回采工作面运输顺槽选用SSJ1000/160型可伸缩胶带输送机，其主要技术特征如下：输送能力：800t/h运距：1000m带速：2.5m/s带宽：1000mm电机功率：160kW带式输送机主要技术特征运量：Q600 t/h；带宽：B1.0 m；带速：v2.5 m/s；机长：L4206431063m；提升高：H1.333.735 m；倾角（坡度）：3、3；输送带：型号ST/S1250（阻燃），强度1250 N/mm；传动滚筒直径：D0.8 m；驱动形式：机头附近单传动滚筒单电机，变频调速控制；主电动机：型号YBPT 355L14，功率280 kW，1台；减速器：型号B3SH11-25带风扇冷却和逆止器，1台；制动器（高速轴）：型号BYWZ5400/50（防爆），额定制动力矩400800 N.m，1台；拉紧装置：在传动滚筒松边附近设置液压绞车自动张紧装置，型号YZLA-150，最大拉力为150kN。（2）带式输送机简要设计计算 装料断面输送能力：Qmax3.60.11272.50.99850854 t/h 600 t/h （满足要求）式中：S 输送带上物料断面积，S0.1127 m2 ； v 输送带速度，v2.5 m/s； k 倾角系数，k0.99； 物料松散密度，850 kg/m3 。 满载运行工况计算满载运行圆周力：FU 1.090.0310639.81（17622967）679.8135544978920 N式中：C 附加阻力系数，C1.09； f 模拟摩擦系数，f0.03； L 输送机机长，L1063 m； g 重力加速度，g9.81 m/s2； qRO 承载托辊133转动质量，qRO17 kg/m； qRU 下托辊133转动质量，qRU6 kg/m； qB 输送带质量，qB29 kg/m； qG 输送带上物料质量，qG67 kg/m； H 输送机提升高度，H35 m； FS 导料槽和清扫器特种阻力，FS5449 N。轴功率：PA10-3789202.5197.3 kW需主电动机功率：式中： 电压降系数，0.9； 减速器效率，0.94； 低速轴和高速轴联轴器等效率，0.96。主电动机功率富裕系数： （满足要求）式中：Pd 主电动机功率，Pd280 kW。传动滚筒与输送带之间不打滑要求松边最小张力：式中：KA 动荷载系数，取KA1.3；e 自然对数的底，e2.71828； 传动滚筒与输送带间的摩擦系数，0.27； 传动滚筒围包角，1953.4034 弧度。上分支输送带挠度要求最小张力：式中：aO 上托辊间距，aO 1.2m；hrmax 输送带允许挠度，hrmax0.01。下分支输送带挠度要求最小张力：式中：aU 下托辊组间距，aU3 m；hrmax 输送带允许挠度，hrmax0.01。下分支阻力： 1.090.0310639.81（296）299.81352100 4078 N式中：FSU 输送带下分支清扫器特种阻力，FSU2100 N。按传动滚筒与输送带之间不打滑要求，取传动滚筒松边张力：F268397 N 机尾张力（输送带最小张力）：F3F2WRU68397407872475 N （满足挠度要求）传动滚筒紧边输送带张力（输送带最大张力）：F1F2FU6839778920147317 N输送带安全系数： （安全）式中：GX 输送带强度，GX1250 N/mm； B 输送带宽度，B1000 mm。 逆止工况（3坡度区段空载、3倾角区段满载）计算逆止圆周力： 679.8133.71.090.0129.81 1063(176229)643675574 N式中：H1 3倾角区段输送机提升高度，H133.7 m；。 f1 逆止工况模拟摩擦系数，f10.012 L1 3倾角区段输送机机长，L1643 m。考虑逆止圆周力很小，可以减速器自带逆止器。 高速轴制动器选型按满载紧急制动工况，取制动减速度a0.3 m/s2，取模拟摩擦系数f1=0.012，忽略特种阻力。满载紧急制动运行阻力圆周力： 1.090.01210639.81（17622967）679.813543191 N等效质量： 1063(17622967)268038820 198824 kg式中：m1 改向滚筒等效质量，m12680 kg； m2 驱动装置及传动滚筒等效质量，m238820 kg。惯性圆周力：Faa m0.319882459647 N需制动圆周力：FzFaF1596474319116456 N（Fz16456N，大于2倍逆止圆周力2FL2557411148N，满足逆止要求）需高速轴制动力矩：式中：D 传动滚筒直径，D0.8 m；i 减速器速比，i24.706。根据高速轴联轴器MLL9-400的制动轮直径400mm，选用BYWZ5400/50型（防爆）电力液压块式制动器，额定制动力矩为400800 N.m（注：制动器产品系列中，制动轮直径400mm的制动器没有额定制动力矩更小的）。第二节 采区防排水和洒水由于本矿井为整合矿井，小煤窑已生产多年，形成了大面积的采空区，采空区的积水对矿井的采掘活动形成安全隐患，因此，在采掘活动之前，应根据煤矿防治水规定的相关规定，采取探放水措施，对采空区积水进行预疏干，并对采空区的积气进行预释放，确保矿井生产的安全。井田总体上为一系列走向近北西的背向斜构造，井田内发现背向斜构造6个，分别为S1背斜、S2向斜、S3背斜、S4背斜、S5背斜、S6向斜。向斜与背斜的存在使得煤层起伏变化较大，使得大巷若沿煤层掘进巷道起伏变化较大，形成了许多相对较低的积水区，这样区域的存在即不利于矿井排水，又阻碍了水灾发生时人员的逃生。因此，在“以人为本”的设计理念指导下，设计确定大巷为下山布置，在煤层背斜处布置岩石巷道自煤层底板穿过，以保证大巷不出现低洼积水段，从而保证人员逃生通道顺畅。在井田中部及南部边界分别布置盘区水泵房及变电所，安装密闭门，确保矿井安全。盘区水仓有效容积按照8小时矿井正常涌水量（90m/h）考虑，长度150m，净断面积7m2，容积1050m，有效容积900m。矿井排水系统采用两级排水，即工作面涌水汇集到盘区水仓，经盘区水泵房水泵排至井下主要水仓，经主排水泵房水泵排至地面。主排水泵房及井下主要水仓容积较大，主要是考虑了一旦井下发生水灾，在盘区水泵房失去作用后，主排水泵房还可以为人员逃生赢得时间。工作面排水系统：工作面巷道盘区水仓盘区水泵房一水平辅运大巷井下主要水仓主排水泵房地面。第三节 采区供电井下用电设备的电压等级为：1.14kV、0.66 kV、0.127kV。井下用电设备正常涌水时共82台，工作设备67台，计算负荷为：有功功率P= 2794.11kW，无功功率Q= 2925.88kvar，视在功率S= 4045.72kVA。最大涌水时共82台，工作设备69台，计算负荷为：有功功率P= 2863.41kW，无功功率Q= 2968.83kvar，视在功率S= 4124.69kVA。本设计下井电缆共两回，每回选用MYJV32-10kV 3x150mm2型高压电缆，沿主斜井敷设至井下主变电所。一回电缆线路故障时，另外一回能保障井下全部负荷供电。从井下主变电所至采区变电所选用两回MYJV22-10kV 3x120mm2型高压电缆。一回电缆线路故障时，另外一回能保障采区变电所全部负荷供电。第五章 采区通风与安全第一节 采区通风系统选择矿井通风方式时，应考虑一下两种因素：（1） 自然因素：煤层赋存条件、埋藏深度、冲基层深度、矿井沼气等级。（2） 经济因素：井巷工程量、通风运行费、设备装备费。通风方式比较通风方式优点缺点适用条件中央式中央并列式进、回风井均布置在中央工业广场内，地面建筑物和供电集中，建井期限较短，便于贯通，初期投资少，出煤快，护井煤柱较小，矿井反风容易，便于管理风流在井下流动的路线为折返式，风流线路长，阻力大，井底车场附近漏风大，工业广场受主要通风机噪声的影响和回风风流的污染适用于煤层的倾角大，埋藏深，井田走向长度小于4km，瓦斯和自然发火都不严重的矿井中央边界式通风阻力较小，内部漏风较小，工业广场不受主要通风机噪声影响及回风风流的污染风流在井下流动的路线为折返式，风流线路长，阻力大适用于煤层倾角较小，埋藏浅，井田走向长度不大，瓦斯与自然发火比较严重的矿井对角式两翼对角式风流在井下的流动线路是直向式，风流线路短阻力小，内部漏风少，安全出口多，抗灾能力强，便于风量调节，矿井风压比较稳定，工业广场不受回风污染和通风机噪声的危害井筒安全煤柱压煤较多，初期投资大，投资较晚煤层走向大于4km，井型较大，瓦斯与自然发火严重的矿井或低瓦斯矿井，煤层走向较长，产量较大的矿井分区对角式各采区有独立通风路线，互不影响，便于风量调节，安全出口多，抗灾能力强，建井工期短，初期投资少出煤快占用设备多，管理分散，矿井反风困难煤层埋藏浅，或因地表高低起伏较大，无法开掘总回风巷根据已确定的矿井开拓方式，设计矿井通风方式采用中央并列式，主、副斜井进风，回风立风井回风。煤矿主要通风机的工作方法基本上分为抽出式与压入式两种。现将两种工作方法的优缺点对比如下：1）抽出式：主要通风机使井下风流处于负压状态，当主要通风机因故停止运转时，井下风流的压力提高，有可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全；2）压入式：主要通风机使井下风流处于正压状态，当主要通风机因故停止运转时，井下风流的压力降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加，比较危险；3）采用压入式通风时，需在矿井总进风路线上设置若干构筑物，使通风管理工作比较困难，漏风较大；根据已确定的矿井开拓方式，设计矿井通风方式采用中央并列式，主、副斜井进风，回风立风井回风。因此，根据矿井实际的条件，确定该矿井采用抽出式通风。第二节 风量配备（一）风量按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需要风量的总和计算Q总（Q采Q掘Q硐+Q其它）K通式中：Q采采煤工作面实际需要风量的总和，m3/min;Q掘掘进工作面实际需要风量的总和，m3/min;Q硐硐室实际需要风量的总和，m3/min;Q其它除采煤、掘进和硐室地点外的其它井巷需要进行通风的风量总和，m3/min。K通通风系数，中央并列式取1.2；(1) 矿井需风量的计算按综放工作面回风流（尾巷）中瓦斯浓度不超过1%计算需要风量。风排绝对瓦斯量1.5 m3/min，瓦斯涌出不均衡通风系数1.2。Q k8403=